摘要：
加压浸出属于湿法冶金过程强化技术，与常规湿法浸出相比，具有反应速度快、浸出率高、环境友好等优点，自1887年工业化以来，已在铀、铜、铝、锌、镍、钴、钼、黄金等行业得到推广应用。总结了加压浸出技术在稀贵金属行业的应用和研究现状，包括钼、黄金和铂族金属等原生矿产，以及铜阳极泥、镓锗富集渣、含砷固废等二次资源。在总结归纳技术现状基础上，对加压浸出技术在稀贵金属行业未来发展趋势进行了展望。

摘要：
以FeO-Fe2O3-SiO2-CaO-ZnO-PbO渣系为研究对象，采用热力学软件FactSage计算温度、Fe/SiO2（质量比）、CaO/SiO2（质量比）、ZnO含量及PbO含量等因素对炉渣熔化温度及液相生成区的影响。热力学分析表明，随着Fe/SiO2的增大，炉渣熔化温度减小，随着CaO/SiO2的提升呈先减小后增大的趋势。炉渣中ZnO含量在10%~18%变化时，炉渣的熔化温度变化较大。随着ZnO含量的增加，炉渣的液相区有所减小，当渣中ZnO含量低于12%时，可保证还原熔炼的顺利进行。验证试验表明，在熔炼温度1 200~1 250 ℃、CaO/SiO2=0.5、Fe/SiO2=0.9、ZnO含量12%的条件下，采用侧吹还原熔炼处理液态高铅渣可顺利进行，熔炼过程金属直收率为85%，渣中铅含量为2.06%。

摘要：
针对刚果（金）某氧化铜精矿中高硅、低铁的特性，通过高温马弗炉还原熔炼试验，考察了碱度和FeO对熔渣形貌、熔点、密度、黏度及电导率的影响。结果表明，该体系熔渣主要以硅酸钙的玻璃相存在，Mg、Al及Fe分散在其中。随着碱度从0.2增加到0.6，熔渣熔点先降低后升高，黏度先增大后减小，密度先减少后增大，电导率呈上升趋势；随着FeO含量从6%增加到10%，熔渣熔点和黏度呈下降趋势，密度和电导率呈上升趋势。适合本体系熔渣的碱度为0.5左右，FeO加入量<6%。则熔渣熔化温度<1 250 ℃，黏度<2 Pa?s（1 400 ℃），密度2.6~3.0 g/cm3。此时，粗铜品位达到96.5%，铜收得率超过98%。

摘要：
氧压浸锌是一种新兴的湿法浸锌工艺，工艺过程中将会产生40%高硫渣，由于高硫渣的颗粒不均匀，黏度大，工艺矿物学研究不深入，导致高硫渣的处理和利用难度大。以内蒙某锌冶炼厂的高硫渣、硫精矿、硫尾矿为研究对象，研究其工艺矿物学特性，以及有价金属铅、锌、铜、银等综合回收利用。采用XRF、偏光显微镜、SEM-EDS、激光粒度分析仪和MLA矿物解离分析仪等测试分析方法，探究高硫渣、硫精矿、硫尾矿的元素和矿物组成、粒度和矿物连生情况。高硫渣浮选硫回收率84.5%，硫尾矿投入奥斯麦特富氧顶吹炉铅冶炼系统后，Pb、Zn、Ag的回收率分别为95.3%、85.6%、96.91%。

摘要：
为解决低品位高硫铝土矿工业应用中硫含量过高及溶出问题，采用低温焙烧技术路线，考察焙烧温度、焙烧时间及矿石粒径对焙烧脱硫的影响。结果表明，最佳焙烧脱硫条件为：焙烧温度650 ℃、焙烧时间180 s、矿石粒径48 μm。在该条件下铝土矿硫脱除率达到75.83%，焙砂中硫含量为0.29%。相同条件下焙烧矿氧化铝相对溶出率为97.63%，较原矿提高了7.32个百分点。铝土矿中硫主要以黄铁矿形式存在，在焙烧过程黄铁矿优先于一水铝石与高岭石反应。

摘要：
随着我国新能源汽车产业的不断发展壮大，对矿产资源的需求快速增长，同时对未来关键资源的供需形势产生深刻影响。以国家相关产业规划为主要依据，对我国“十四五”新能源汽车产量及锂动力电池装机量进行了预测，在识别产业关键材料的基础上测算了锂、钴、镍等矿产资源的需求量，重点分析了动力电池回收再利用对产业关键资源需求的保障程度。结果显示，“十四五”期间，锂、钴、镍需求量分别为12.9万t、70.8万t和15.1万t；通过废旧锂动力电池回收及资源再生可分别产生3.1万t锂、12.0万t镍和4.8万t钴，占同期国内锂动力电池产业资源需求量的比例分别为24.0%、16.8%和31.2%。

摘要：
以报废汽车高值元器件废催化剂为原料，探讨了铂、钯、铑的浸出条件。分别研究了氧化浸出过程中盐酸浓度、时间、温度、氯酸钾百分比、固液比等对铂、铑、钯浸出率的影响。结果表明，较佳浸出工艺条件为：盐酸浓度9 mol/L、反应时间2 h、反应温度90 ℃、氯酸钾百分比5%、固液比0.20 g/mL、搅拌速率400 r/min，在上述工艺条件下，铂、钯、铑的浸出率分别为95.15%、96.44%、83.30%。

摘要：
在前人研究基础上，创新性地提出采用50%接种率并逐次降低接种率循环回流的方法，开展氧化亚铁硫杆菌的固定化培养试验。结果表明，该方法可以在接种9次，历时10 d内完成细菌固定化，固定化完成时的平均亚铁氧化速率可达0.31~0.61 g/(L?h)；在同等条件下，固定化细胞对亚铁的平均氧化速率是游离细胞20%接种率时的5倍，40%接种率时的4倍；连续培养阶段，不同材料、不同柱高固定化细菌的亚铁氧化速率最高可达6.67 g/(L?h)；可选用55 cm高沸石柱为后续柱浸试验培养活性菌液。

摘要：
为研究酸法和CO2地浸采铀对地下水的影响，对新疆伊犁盆地的酸法和CO2地浸采区的地下水水质进行采样分析。结果表明，酸法地浸开采时地下水中绝大部分组分含量均明显高于地下水本底值和国家地下水Ⅲ类质量标准，总矿化度超过国家地下水Ⅲ类标准11倍左右，超标的组份主要有硫酸根、锰、镍、铁、铅、锌、镉、砷等重金属元素和钍等放射性元素。CO2地浸对地下水各个组分浓度影响要小得多，pH基本不变，总矿化度高出国家地下水Ⅲ类质量标准2.6倍左右，地下水中主要的污染因子为硫酸根离子、硝酸根离子、氯离子、锰离子和镍离子，而铜、锌、镉、铅、铁、砷等其它组分浓度未发生显著变化。酸法采区中的单项污染指数依次为Fe>Mn>Ni>Pb>SO42->Zn>As>Cd，CO2采区中单项污染指数依次为NO3->Mn>Ni>SO42->Cl-。酸法采区地下水综合污染指数比CO2采区高3~384倍。污染物主要来源于人为注入的化学试剂和含矿层中矿物反应释放的组分，两种地浸方法由于加入的溶浸剂不同导致地下水的地球化学环境和污染特征存在显著差异。

摘要：
针对氯化铵作为浸取剂浸取风化壳淋积型稀土时，稀土浸取速率较低和浸出周期长等问题，使用聚乙二醇（PEG）为添加剂，通过柱浸试验模拟工业生产中的原地浸出工艺，探究不同聚合度的聚乙二醇对稀土矿渗透性和稀土浸出的影响。结果表明，聚乙二醇400、聚乙二醇1000和聚乙二醇4000溶液在稀土浸出过程中表现出较好的渗透效果。采用质量分数2.00%的聚乙二醇400、聚乙二醇1000、聚乙二醇4000分别与0.20 mol/L的氯化铵复配，复配浸取剂溶液在稀土矿样中的渗透速率随着水力梯度的增大呈线性增大，符合达西定律。PEG400+NH4Cl、PEG1000+NH4Cl、PEG4000+NH4Cl以及NH4Cl溶液的稀土浸出率分别为82.61%、89.12%、70.67%和88.06%，且当聚乙二醇1000作为助浸剂时，渗流速率最大，渗透效果最佳。添加了聚乙二醇1000的复配浸取剂溶液，在浸取风化壳淋积型稀土矿中稀土的反应过程符合内扩散动力学模型。研究结果对提升复配浸取剂溶液在稀土矿体中的渗流速率有重要意义。

摘要：
贵州水银洞金矿为含砷、碳质的“卡林型”难处理金矿，通过常规工艺处理无法产生效益，为开发这类金矿资源，通过工艺对比，选择加压预氧化工艺进行试验研究。小型试验结果表明，在推荐条件下，硫氧化率＞99%，金浸出率＞94%。为获得工业设计需要的研究数据，自主建设一套可连续投料的加压预氧化中试系统，并顺利完成扩大连续试验，在温度210~220 ℃、加压氧化60~90 min，氧分压0.6~0.8 MPa条件下，硫平均氧化率大于97%，金平均浸出率96%，验证了小试结论，打通了整体工艺流程，为工业应用提供了设计依据。

摘要：
采用液碱溶解、硝酸浸出、沉银、硫酸沉铅工艺从分银渣提取银和铅。试验结果表明，加入甲醛可有效减少银的分散损失，氯化银沉淀中氯化银质量百分数为96.21%，硫酸铅沉淀含铅68.24%，方法简单易操作，成本较低。

摘要：
针对传统“王水溶解—氯化铵反复沉淀法”从铂钯精矿提取铂的过程中存在氮氧化物难治理、赶硝不彻底造成钯超标等问题，提出了“氯酸钠溶解—水解—丁二酮肟除钯—水合肼还原精炼”全湿法短流程，从铂钯精矿提取高纯铂的新工艺方案。结合工业生产实践对该新工艺的流程和原理进行详细分析，并确定了各阶段的最佳反应条件。该工艺可以稳定产出满足SM-99.95的海绵铂，铂直收率高达98%。新工艺流程简单，原料适应性强，成本低、易操作。

摘要：
在南方离子吸附型稀土矿区，部分在建或拟建的工程建设项目剥离的土方中含有大量的稀土资源，此部分的稀土资源需要及时进行回收。在工程建设项目中，回收已剥离的稀土资源主要采取堆浸工艺，主要步骤为堆场建设、水冶车间建设、工艺操作等。实践证明，稀土抢救性回收堆浸工艺取得了较好的经济效益，回收了宝贵的国家战略性资源。

摘要：
产业条件下，利用电子束诱导定向凝固技术提纯多晶硅实现晶硅尾料的循环再利用，在硅锭中包括类单晶和柱状晶两种晶体形貌。与多晶区域相比，类单晶区域电阻率和少子寿命等电学性能分布比较均匀，铁杂质的含量分布也较均匀，其质量百分数平均值为0.000031%。电子束诱导定向凝固过程中类单晶的出现，不仅可以保证铸锭提纯区金属杂质成分均匀，而且可以进一步促进杂质向铸锭顶部富集，铸锭顶部的铁杂质含量高达0.101%。因此，利用电子束诱导类单晶生长成为可能，促进金属杂质的去除，为循环硅料的再生提供途径。

摘要：
针对我国含铅锌多金属固废存量大、产量高、固废资源开发利用滞后等问题，通过总结整理我国铅锌产业发展前沿的相关资料，详细介绍了我国含铅锌多金属固废的处理工艺创新及工业应用，并对未来含铅锌多金属固废资源回收利用的工艺发展趋势进行了展望。现阶段，含铅锌多金属固废的处理工艺以直接熔池熔炼为主。未来短流程冶炼技术、射流熔炼电热还原一体化连续高效回收利用技术将成为趋势。

摘要：
采用共沉淀法制备了沸石负载纳米氧化铁复合材料(沸石@Fe3O4)，并采用静态吸附试验探究了pH、吸附动力学、等温吸附模型及热力学等对沸石@Fe3O4吸附模拟氨氮废水溶液的影响。试验表明，当溶液pH为6时，沸石@Fe3O4对水中氨氮的吸附能力达到最高值。随溶液中pH的升高，沸石@Fe3O4对水中磷的吸附能力逐渐降低。可采用准二级动力学模型描述沸石@Fe3O4对水中氨氮和磷的吸附动力学过程。Langmuir吸附等温线模型的线性拟合结果表明，氨氮和磷最大理论单位吸附量分别为7.92和9.09 mg/g。

摘要：
以含钼地表水为研究对象，对比了絮凝沉淀法和离子交换法深度处理效果、动力学和药剂消耗成本。对絮凝沉淀法，当FeCl3用量为0.3 mol/L时，钼去除率为97.66%，残余钼浓度2.61 μg/L，pH=6.56，30 min钼絮凝沉淀基本达到平衡，FeCl3和NaOH消耗0.52元/m3。对于离子交换法，当大孔阴离子交换树脂用量为6.0 g/L时，钼去除率96.41%，残余钼浓度4.017 μg/L；pH=4.0吸附容量最大，为qmax=36.50 μg/g，pH=8.02时q=36.02 μg/g，较最大吸附容量降低1.32%；吸附符合准二级动力学模型，100 min吸附基本达到平衡。以7%NaOH溶液按10︰1再生树脂，吸附—再生循环7次后，q/q0保持在96.48%~97.65%。按照12~20 BV/h流速柱处理103.2~105 BV溶液，树脂柱床被穿透，当处理液在160.6~162.4 BV时，树脂柱床饱和。NaOH消耗5.42元/m3。絮凝沉淀法在动力学和药剂成本方面优势较明显，该研究对含钼地表水深度处理和工艺设计具有指导意义。

摘要：
通过液相还原法制备了岩棉负载纳米零价铝（RW-NZVAl），利用SEM和XRD对材料进行了表征，探究了纳米零价铝负载量、溶液pH、U(Ⅵ)初始浓度、固液比、温度、反应时间等对RW-NZVAl去除溶液中U(Ⅵ)的影响。结果表明，RW-NZVAl对溶液中U(Ⅵ)有很好的去除效果，当岩棉与纳米零价铝质量比为4︰1、溶液pH＝4.0、U(Ⅵ)初始浓度25 mg/L、固液比0.4 g/L、温度25 ℃、反应时间150 min时，RW-NZVAl对溶液中U(Ⅵ)的去除率为93.21％，去除量为58.26 mg/g。

摘要：
加压浸出属于湿法冶金过程强化技术，与常规湿法浸出相比，具有反应速度快、浸出率高、环境友好等优点，自1887年工业化以来，已在铀、铜、铝、锌、镍、钴、钼、黄金等行业得到推广应用。总结了加压浸出技术在稀贵金属行业的应用和研究现状，包括钼、黄金和铂族金属等原生矿产，以及铜阳极泥、镓锗富集渣、含砷固废等二次资源。在总结归纳技术现状基础上，对加压浸出技术在稀贵金属行业未来发展趋势进行了展望。

摘要：
以FeO-Fe2O3-SiO2-CaO-ZnO-PbO渣系为研究对象，采用热力学软件FactSage计算温度、Fe/SiO2（质量比）、CaO/SiO2（质量比）、ZnO含量及PbO含量等因素对炉渣熔化温度及液相生成区的影响。热力学分析表明，随着Fe/SiO2的增大，炉渣熔化温度减小，随着CaO/SiO2的提升呈先减小后增大的趋势。炉渣中ZnO含量在10%~18%变化时，炉渣的熔化温度变化较大。随着ZnO含量的增加，炉渣的液相区有所减小，当渣中ZnO含量低于12%时，可保证还原熔炼的顺利进行。验证试验表明，在熔炼温度1 200~1 250 ℃、CaO/SiO2=0.5、Fe/SiO2=0.9、ZnO含量12%的条件下，采用侧吹还原熔炼处理液态高铅渣可顺利进行，熔炼过程金属直收率为85%，渣中铅含量为2.06%。

摘要：
针对刚果（金）某氧化铜精矿中高硅、低铁的特性，通过高温马弗炉还原熔炼试验，考察了碱度和FeO对熔渣形貌、熔点、密度、黏度及电导率的影响。结果表明，该体系熔渣主要以硅酸钙的玻璃相存在，Mg、Al及Fe分散在其中。随着碱度从0.2增加到0.6，熔渣熔点先降低后升高，黏度先增大后减小，密度先减少后增大，电导率呈上升趋势；随着FeO含量从6%增加到10%，熔渣熔点和黏度呈下降趋势，密度和电导率呈上升趋势。适合本体系熔渣的碱度为0.5左右，FeO加入量<6%。则熔渣熔化温度<1 250 ℃，黏度<2 Pa?s（1 400 ℃），密度2.6~3.0 g/cm3。此时，粗铜品位达到96.5%，铜收得率超过98%。

摘要：
氧压浸锌是一种新兴的湿法浸锌工艺，工艺过程中将会产生40%高硫渣，由于高硫渣的颗粒不均匀，黏度大，工艺矿物学研究不深入，导致高硫渣的处理和利用难度大。以内蒙某锌冶炼厂的高硫渣、硫精矿、硫尾矿为研究对象，研究其工艺矿物学特性，以及有价金属铅、锌、铜、银等综合回收利用。采用XRF、偏光显微镜、SEM-EDS、激光粒度分析仪和MLA矿物解离分析仪等测试分析方法，探究高硫渣、硫精矿、硫尾矿的元素和矿物组成、粒度和矿物连生情况。高硫渣浮选硫回收率84.5%，硫尾矿投入奥斯麦特富氧顶吹炉铅冶炼系统后，Pb、Zn、Ag的回收率分别为95.3%、85.6%、96.91%。

摘要：
为解决低品位高硫铝土矿工业应用中硫含量过高及溶出问题，采用低温焙烧技术路线，考察焙烧温度、焙烧时间及矿石粒径对焙烧脱硫的影响。结果表明，最佳焙烧脱硫条件为：焙烧温度650 ℃、焙烧时间180 s、矿石粒径48 μm。在该条件下铝土矿硫脱除率达到75.83%，焙砂中硫含量为0.29%。相同条件下焙烧矿氧化铝相对溶出率为97.63%，较原矿提高了7.32个百分点。铝土矿中硫主要以黄铁矿形式存在，在焙烧过程黄铁矿优先于一水铝石与高岭石反应。

摘要：
随着我国新能源汽车产业的不断发展壮大，对矿产资源的需求快速增长，同时对未来关键资源的供需形势产生深刻影响。以国家相关产业规划为主要依据，对我国“十四五”新能源汽车产量及锂动力电池装机量进行了预测，在识别产业关键材料的基础上测算了锂、钴、镍等矿产资源的需求量，重点分析了动力电池回收再利用对产业关键资源需求的保障程度。结果显示，“十四五”期间，锂、钴、镍需求量分别为12.9万t、70.8万t和15.1万t；通过废旧锂动力电池回收及资源再生可分别产生3.1万t锂、12.0万t镍和4.8万t钴，占同期国内锂动力电池产业资源需求量的比例分别为24.0%、16.8%和31.2%。

摘要：
以报废汽车高值元器件废催化剂为原料，探讨了铂、钯、铑的浸出条件。分别研究了氧化浸出过程中盐酸浓度、时间、温度、氯酸钾百分比、固液比等对铂、铑、钯浸出率的影响。结果表明，较佳浸出工艺条件为：盐酸浓度9 mol/L、反应时间2 h、反应温度90 ℃、氯酸钾百分比5%、固液比0.20 g/mL、搅拌速率400 r/min，在上述工艺条件下，铂、钯、铑的浸出率分别为95.15%、96.44%、83.30%。

摘要：
在前人研究基础上，创新性地提出采用50%接种率并逐次降低接种率循环回流的方法，开展氧化亚铁硫杆菌的固定化培养试验。结果表明，该方法可以在接种9次，历时10 d内完成细菌固定化，固定化完成时的平均亚铁氧化速率可达0.31~0.61 g/(L?h)；在同等条件下，固定化细胞对亚铁的平均氧化速率是游离细胞20%接种率时的5倍，40%接种率时的4倍；连续培养阶段，不同材料、不同柱高固定化细菌的亚铁氧化速率最高可达6.67 g/(L?h)；可选用55 cm高沸石柱为后续柱浸试验培养活性菌液。

摘要：
为研究酸法和CO2地浸采铀对地下水的影响，对新疆伊犁盆地的酸法和CO2地浸采区的地下水水质进行采样分析。结果表明，酸法地浸开采时地下水中绝大部分组分含量均明显高于地下水本底值和国家地下水Ⅲ类质量标准，总矿化度超过国家地下水Ⅲ类标准11倍左右，超标的组份主要有硫酸根、锰、镍、铁、铅、锌、镉、砷等重金属元素和钍等放射性元素。CO2地浸对地下水各个组分浓度影响要小得多，pH基本不变，总矿化度高出国家地下水Ⅲ类质量标准2.6倍左右，地下水中主要的污染因子为硫酸根离子、硝酸根离子、氯离子、锰离子和镍离子，而铜、锌、镉、铅、铁、砷等其它组分浓度未发生显著变化。酸法采区中的单项污染指数依次为Fe>Mn>Ni>Pb>SO42->Zn>As>Cd，CO2采区中单项污染指数依次为NO3->Mn>Ni>SO42->Cl-。酸法采区地下水综合污染指数比CO2采区高3~384倍。污染物主要来源于人为注入的化学试剂和含矿层中矿物反应释放的组分，两种地浸方法由于加入的溶浸剂不同导致地下水的地球化学环境和污染特征存在显著差异。

摘要：
针对氯化铵作为浸取剂浸取风化壳淋积型稀土时，稀土浸取速率较低和浸出周期长等问题，使用聚乙二醇（PEG）为添加剂，通过柱浸试验模拟工业生产中的原地浸出工艺，探究不同聚合度的聚乙二醇对稀土矿渗透性和稀土浸出的影响。结果表明，聚乙二醇400、聚乙二醇1000和聚乙二醇4000溶液在稀土浸出过程中表现出较好的渗透效果。采用质量分数2.00%的聚乙二醇400、聚乙二醇1000、聚乙二醇4000分别与0.20 mol/L的氯化铵复配，复配浸取剂溶液在稀土矿样中的渗透速率随着水力梯度的增大呈线性增大，符合达西定律。PEG400+NH4Cl、PEG1000+NH4Cl、PEG4000+NH4Cl以及NH4Cl溶液的稀土浸出率分别为82.61%、89.12%、70.67%和88.06%，且当聚乙二醇1000作为助浸剂时，渗流速率最大，渗透效果最佳。添加了聚乙二醇1000的复配浸取剂溶液，在浸取风化壳淋积型稀土矿中稀土的反应过程符合内扩散动力学模型。研究结果对提升复配浸取剂溶液在稀土矿体中的渗流速率有重要意义。

摘要：
贵州水银洞金矿为含砷、碳质的“卡林型”难处理金矿，通过常规工艺处理无法产生效益，为开发这类金矿资源，通过工艺对比，选择加压预氧化工艺进行试验研究。小型试验结果表明，在推荐条件下，硫氧化率＞99%，金浸出率＞94%。为获得工业设计需要的研究数据，自主建设一套可连续投料的加压预氧化中试系统，并顺利完成扩大连续试验，在温度210~220 ℃、加压氧化60~90 min，氧分压0.6~0.8 MPa条件下，硫平均氧化率大于97%，金平均浸出率96%，验证了小试结论，打通了整体工艺流程，为工业应用提供了设计依据。

摘要：
采用液碱溶解、硝酸浸出、沉银、硫酸沉铅工艺从分银渣提取银和铅。试验结果表明，加入甲醛可有效减少银的分散损失，氯化银沉淀中氯化银质量百分数为96.21%，硫酸铅沉淀含铅68.24%，方法简单易操作，成本较低。

摘要：
针对传统“王水溶解—氯化铵反复沉淀法”从铂钯精矿提取铂的过程中存在氮氧化物难治理、赶硝不彻底造成钯超标等问题，提出了“氯酸钠溶解—水解—丁二酮肟除钯—水合肼还原精炼”全湿法短流程，从铂钯精矿提取高纯铂的新工艺方案。结合工业生产实践对该新工艺的流程和原理进行详细分析，并确定了各阶段的最佳反应条件。该工艺可以稳定产出满足SM-99.95的海绵铂，铂直收率高达98%。新工艺流程简单，原料适应性强，成本低、易操作。

摘要：
在南方离子吸附型稀土矿区，部分在建或拟建的工程建设项目剥离的土方中含有大量的稀土资源，此部分的稀土资源需要及时进行回收。在工程建设项目中，回收已剥离的稀土资源主要采取堆浸工艺，主要步骤为堆场建设、水冶车间建设、工艺操作等。实践证明，稀土抢救性回收堆浸工艺取得了较好的经济效益，回收了宝贵的国家战略性资源。

摘要：
产业条件下，利用电子束诱导定向凝固技术提纯多晶硅实现晶硅尾料的循环再利用，在硅锭中包括类单晶和柱状晶两种晶体形貌。与多晶区域相比，类单晶区域电阻率和少子寿命等电学性能分布比较均匀，铁杂质的含量分布也较均匀，其质量百分数平均值为0.000031%。电子束诱导定向凝固过程中类单晶的出现，不仅可以保证铸锭提纯区金属杂质成分均匀，而且可以进一步促进杂质向铸锭顶部富集，铸锭顶部的铁杂质含量高达0.101%。因此，利用电子束诱导类单晶生长成为可能，促进金属杂质的去除，为循环硅料的再生提供途径。

摘要：
针对我国含铅锌多金属固废存量大、产量高、固废资源开发利用滞后等问题，通过总结整理我国铅锌产业发展前沿的相关资料，详细介绍了我国含铅锌多金属固废的处理工艺创新及工业应用，并对未来含铅锌多金属固废资源回收利用的工艺发展趋势进行了展望。现阶段，含铅锌多金属固废的处理工艺以直接熔池熔炼为主。未来短流程冶炼技术、射流熔炼电热还原一体化连续高效回收利用技术将成为趋势。

摘要：
采用共沉淀法制备了沸石负载纳米氧化铁复合材料(沸石@Fe3O4)，并采用静态吸附试验探究了pH、吸附动力学、等温吸附模型及热力学等对沸石@Fe3O4吸附模拟氨氮废水溶液的影响。试验表明，当溶液pH为6时，沸石@Fe3O4对水中氨氮的吸附能力达到最高值。随溶液中pH的升高，沸石@Fe3O4对水中磷的吸附能力逐渐降低。可采用准二级动力学模型描述沸石@Fe3O4对水中氨氮和磷的吸附动力学过程。Langmuir吸附等温线模型的线性拟合结果表明，氨氮和磷最大理论单位吸附量分别为7.92和9.09 mg/g。

摘要：
以含钼地表水为研究对象，对比了絮凝沉淀法和离子交换法深度处理效果、动力学和药剂消耗成本。对絮凝沉淀法，当FeCl3用量为0.3 mol/L时，钼去除率为97.66%，残余钼浓度2.61 μg/L，pH=6.56，30 min钼絮凝沉淀基本达到平衡，FeCl3和NaOH消耗0.52元/m3。对于离子交换法，当大孔阴离子交换树脂用量为6.0 g/L时，钼去除率96.41%，残余钼浓度4.017 μg/L；pH=4.0吸附容量最大，为qmax=36.50 μg/g，pH=8.02时q=36.02 μg/g，较最大吸附容量降低1.32%；吸附符合准二级动力学模型，100 min吸附基本达到平衡。以7%NaOH溶液按10︰1再生树脂，吸附—再生循环7次后，q/q0保持在96.48%~97.65%。按照12~20 BV/h流速柱处理103.2~105 BV溶液，树脂柱床被穿透，当处理液在160.6~162.4 BV时，树脂柱床饱和。NaOH消耗5.42元/m3。絮凝沉淀法在动力学和药剂成本方面优势较明显，该研究对含钼地表水深度处理和工艺设计具有指导意义。

摘要：
通过液相还原法制备了岩棉负载纳米零价铝（RW-NZVAl），利用SEM和XRD对材料进行了表征，探究了纳米零价铝负载量、溶液pH、U(Ⅵ)初始浓度、固液比、温度、反应时间等对RW-NZVAl去除溶液中U(Ⅵ)的影响。结果表明，RW-NZVAl对溶液中U(Ⅵ)有很好的去除效果，当岩棉与纳米零价铝质量比为4︰1、溶液pH＝4.0、U(Ⅵ)初始浓度25 mg/L、固液比0.4 g/L、温度25 ℃、反应时间150 min时，RW-NZVAl对溶液中U(Ⅵ)的去除率为93.21％，去除量为58.26 mg/g。

摘要：
加压浸出属于湿法冶金过程强化技术，与常规湿法浸出相比，具有反应速度快、浸出率高、环境友好等优点，自1887年工业化以来，已在铀、铜、铝、锌、镍、钴、钼、黄金等行业得到推广应用。总结了加压浸出技术在稀贵金属行业的应用和研究现状，包括钼、黄金和铂族金属等原生矿产，以及铜阳极泥、镓锗富集渣、含砷固废等二次资源。在总结归纳技术现状基础上，对加压浸出技术在稀贵金属行业未来发展趋势进行了展望。

摘要：
以FeO-Fe2O3-SiO2-CaO-ZnO-PbO渣系为研究对象，采用热力学软件FactSage计算温度、Fe/SiO2（质量比）、CaO/SiO2（质量比）、ZnO含量及PbO含量等因素对炉渣熔化温度及液相生成区的影响。热力学分析表明，随着Fe/SiO2的增大，炉渣熔化温度减小，随着CaO/SiO2的提升呈先减小后增大的趋势。炉渣中ZnO含量在10%~18%变化时，炉渣的熔化温度变化较大。随着ZnO含量的增加，炉渣的液相区有所减小，当渣中ZnO含量低于12%时，可保证还原熔炼的顺利进行。验证试验表明，在熔炼温度1 200~1 250 ℃、CaO/SiO2=0.5、Fe/SiO2=0.9、ZnO含量12%的条件下，采用侧吹还原熔炼处理液态高铅渣可顺利进行，熔炼过程金属直收率为85%，渣中铅含量为2.06%。

摘要：
针对刚果（金）某氧化铜精矿中高硅、低铁的特性，通过高温马弗炉还原熔炼试验，考察了碱度和FeO对熔渣形貌、熔点、密度、黏度及电导率的影响。结果表明，该体系熔渣主要以硅酸钙的玻璃相存在，Mg、Al及Fe分散在其中。随着碱度从0.2增加到0.6，熔渣熔点先降低后升高，黏度先增大后减小，密度先减少后增大，电导率呈上升趋势；随着FeO含量从6%增加到10%，熔渣熔点和黏度呈下降趋势，密度和电导率呈上升趋势。适合本体系熔渣的碱度为0.5左右，FeO加入量<6%。则熔渣熔化温度<1 250 ℃，黏度<2 Pa?s（1 400 ℃），密度2.6~3.0 g/cm3。此时，粗铜品位达到96.5%，铜收得率超过98%。

摘要：
氧压浸锌是一种新兴的湿法浸锌工艺，工艺过程中将会产生40%高硫渣，由于高硫渣的颗粒不均匀，黏度大，工艺矿物学研究不深入，导致高硫渣的处理和利用难度大。以内蒙某锌冶炼厂的高硫渣、硫精矿、硫尾矿为研究对象，研究其工艺矿物学特性，以及有价金属铅、锌、铜、银等综合回收利用。采用XRF、偏光显微镜、SEM-EDS、激光粒度分析仪和MLA矿物解离分析仪等测试分析方法，探究高硫渣、硫精矿、硫尾矿的元素和矿物组成、粒度和矿物连生情况。高硫渣浮选硫回收率84.5%，硫尾矿投入奥斯麦特富氧顶吹炉铅冶炼系统后，Pb、Zn、Ag的回收率分别为95.3%、85.6%、96.91%。

摘要：
为解决低品位高硫铝土矿工业应用中硫含量过高及溶出问题，采用低温焙烧技术路线，考察焙烧温度、焙烧时间及矿石粒径对焙烧脱硫的影响。结果表明，最佳焙烧脱硫条件为：焙烧温度650 ℃、焙烧时间180 s、矿石粒径48 μm。在该条件下铝土矿硫脱除率达到75.83%，焙砂中硫含量为0.29%。相同条件下焙烧矿氧化铝相对溶出率为97.63%，较原矿提高了7.32个百分点。铝土矿中硫主要以黄铁矿形式存在，在焙烧过程黄铁矿优先于一水铝石与高岭石反应。

摘要：
随着我国新能源汽车产业的不断发展壮大，对矿产资源的需求快速增长，同时对未来关键资源的供需形势产生深刻影响。以国家相关产业规划为主要依据，对我国“十四五”新能源汽车产量及锂动力电池装机量进行了预测，在识别产业关键材料的基础上测算了锂、钴、镍等矿产资源的需求量，重点分析了动力电池回收再利用对产业关键资源需求的保障程度。结果显示，“十四五”期间，锂、钴、镍需求量分别为12.9万t、70.8万t和15.1万t；通过废旧锂动力电池回收及资源再生可分别产生3.1万t锂、12.0万t镍和4.8万t钴，占同期国内锂动力电池产业资源需求量的比例分别为24.0%、16.8%和31.2%。

摘要：
以报废汽车高值元器件废催化剂为原料，探讨了铂、钯、铑的浸出条件。分别研究了氧化浸出过程中盐酸浓度、时间、温度、氯酸钾百分比、固液比等对铂、铑、钯浸出率的影响。结果表明，较佳浸出工艺条件为：盐酸浓度9 mol/L、反应时间2 h、反应温度90 ℃、氯酸钾百分比5%、固液比0.20 g/mL、搅拌速率400 r/min，在上述工艺条件下，铂、钯、铑的浸出率分别为95.15%、96.44%、83.30%。

摘要：
在前人研究基础上，创新性地提出采用50%接种率并逐次降低接种率循环回流的方法，开展氧化亚铁硫杆菌的固定化培养试验。结果表明，该方法可以在接种9次，历时10 d内完成细菌固定化，固定化完成时的平均亚铁氧化速率可达0.31~0.61 g/(L?h)；在同等条件下，固定化细胞对亚铁的平均氧化速率是游离细胞20%接种率时的5倍，40%接种率时的4倍；连续培养阶段，不同材料、不同柱高固定化细菌的亚铁氧化速率最高可达6.67 g/(L?h)；可选用55 cm高沸石柱为后续柱浸试验培养活性菌液。

摘要：
为研究酸法和CO2地浸采铀对地下水的影响，对新疆伊犁盆地的酸法和CO2地浸采区的地下水水质进行采样分析。结果表明，酸法地浸开采时地下水中绝大部分组分含量均明显高于地下水本底值和国家地下水Ⅲ类质量标准，总矿化度超过国家地下水Ⅲ类标准11倍左右，超标的组份主要有硫酸根、锰、镍、铁、铅、锌、镉、砷等重金属元素和钍等放射性元素。CO2地浸对地下水各个组分浓度影响要小得多，pH基本不变，总矿化度高出国家地下水Ⅲ类质量标准2.6倍左右，地下水中主要的污染因子为硫酸根离子、硝酸根离子、氯离子、锰离子和镍离子，而铜、锌、镉、铅、铁、砷等其它组分浓度未发生显著变化。酸法采区中的单项污染指数依次为Fe>Mn>Ni>Pb>SO42->Zn>As>Cd，CO2采区中单项污染指数依次为NO3->Mn>Ni>SO42->Cl-。酸法采区地下水综合污染指数比CO2采区高3~384倍。污染物主要来源于人为注入的化学试剂和含矿层中矿物反应释放的组分，两种地浸方法由于加入的溶浸剂不同导致地下水的地球化学环境和污染特征存在显著差异。

摘要：
针对氯化铵作为浸取剂浸取风化壳淋积型稀土时，稀土浸取速率较低和浸出周期长等问题，使用聚乙二醇（PEG）为添加剂，通过柱浸试验模拟工业生产中的原地浸出工艺，探究不同聚合度的聚乙二醇对稀土矿渗透性和稀土浸出的影响。结果表明，聚乙二醇400、聚乙二醇1000和聚乙二醇4000溶液在稀土浸出过程中表现出较好的渗透效果。采用质量分数2.00%的聚乙二醇400、聚乙二醇1000、聚乙二醇4000分别与0.20 mol/L的氯化铵复配，复配浸取剂溶液在稀土矿样中的渗透速率随着水力梯度的增大呈线性增大，符合达西定律。PEG400+NH4Cl、PEG1000+NH4Cl、PEG4000+NH4Cl以及NH4Cl溶液的稀土浸出率分别为82.61%、89.12%、70.67%和88.06%，且当聚乙二醇1000作为助浸剂时，渗流速率最大，渗透效果最佳。添加了聚乙二醇1000的复配浸取剂溶液，在浸取风化壳淋积型稀土矿中稀土的反应过程符合内扩散动力学模型。研究结果对提升复配浸取剂溶液在稀土矿体中的渗流速率有重要意义。

摘要：
贵州水银洞金矿为含砷、碳质的“卡林型”难处理金矿，通过常规工艺处理无法产生效益，为开发这类金矿资源，通过工艺对比，选择加压预氧化工艺进行试验研究。小型试验结果表明，在推荐条件下，硫氧化率＞99%，金浸出率＞94%。为获得工业设计需要的研究数据，自主建设一套可连续投料的加压预氧化中试系统，并顺利完成扩大连续试验，在温度210~220 ℃、加压氧化60~90 min，氧分压0.6~0.8 MPa条件下，硫平均氧化率大于97%，金平均浸出率96%，验证了小试结论，打通了整体工艺流程，为工业应用提供了设计依据。

摘要：
采用液碱溶解、硝酸浸出、沉银、硫酸沉铅工艺从分银渣提取银和铅。试验结果表明，加入甲醛可有效减少银的分散损失，氯化银沉淀中氯化银质量百分数为96.21%，硫酸铅沉淀含铅68.24%，方法简单易操作，成本较低。

摘要：
针对传统“王水溶解—氯化铵反复沉淀法”从铂钯精矿提取铂的过程中存在氮氧化物难治理、赶硝不彻底造成钯超标等问题，提出了“氯酸钠溶解—水解—丁二酮肟除钯—水合肼还原精炼”全湿法短流程，从铂钯精矿提取高纯铂的新工艺方案。结合工业生产实践对该新工艺的流程和原理进行详细分析，并确定了各阶段的最佳反应条件。该工艺可以稳定产出满足SM-99.95的海绵铂，铂直收率高达98%。新工艺流程简单，原料适应性强，成本低、易操作。

摘要：
在南方离子吸附型稀土矿区，部分在建或拟建的工程建设项目剥离的土方中含有大量的稀土资源，此部分的稀土资源需要及时进行回收。在工程建设项目中，回收已剥离的稀土资源主要采取堆浸工艺，主要步骤为堆场建设、水冶车间建设、工艺操作等。实践证明，稀土抢救性回收堆浸工艺取得了较好的经济效益，回收了宝贵的国家战略性资源。

摘要：
产业条件下，利用电子束诱导定向凝固技术提纯多晶硅实现晶硅尾料的循环再利用，在硅锭中包括类单晶和柱状晶两种晶体形貌。与多晶区域相比，类单晶区域电阻率和少子寿命等电学性能分布比较均匀，铁杂质的含量分布也较均匀，其质量百分数平均值为0.000031%。电子束诱导定向凝固过程中类单晶的出现，不仅可以保证铸锭提纯区金属杂质成分均匀，而且可以进一步促进杂质向铸锭顶部富集，铸锭顶部的铁杂质含量高达0.101%。因此，利用电子束诱导类单晶生长成为可能，促进金属杂质的去除，为循环硅料的再生提供途径。

摘要：
针对我国含铅锌多金属固废存量大、产量高、固废资源开发利用滞后等问题，通过总结整理我国铅锌产业发展前沿的相关资料，详细介绍了我国含铅锌多金属固废的处理工艺创新及工业应用，并对未来含铅锌多金属固废资源回收利用的工艺发展趋势进行了展望。现阶段，含铅锌多金属固废的处理工艺以直接熔池熔炼为主。未来短流程冶炼技术、射流熔炼电热还原一体化连续高效回收利用技术将成为趋势。

摘要：
采用共沉淀法制备了沸石负载纳米氧化铁复合材料(沸石@Fe3O4)，并采用静态吸附试验探究了pH、吸附动力学、等温吸附模型及热力学等对沸石@Fe3O4吸附模拟氨氮废水溶液的影响。试验表明，当溶液pH为6时，沸石@Fe3O4对水中氨氮的吸附能力达到最高值。随溶液中pH的升高，沸石@Fe3O4对水中磷的吸附能力逐渐降低。可采用准二级动力学模型描述沸石@Fe3O4对水中氨氮和磷的吸附动力学过程。Langmuir吸附等温线模型的线性拟合结果表明，氨氮和磷最大理论单位吸附量分别为7.92和9.09 mg/g。

摘要：
以含钼地表水为研究对象，对比了絮凝沉淀法和离子交换法深度处理效果、动力学和药剂消耗成本。对絮凝沉淀法，当FeCl3用量为0.3 mol/L时，钼去除率为97.66%，残余钼浓度2.61 μg/L，pH=6.56，30 min钼絮凝沉淀基本达到平衡，FeCl3和NaOH消耗0.52元/m3。对于离子交换法，当大孔阴离子交换树脂用量为6.0 g/L时，钼去除率96.41%，残余钼浓度4.017 μg/L；pH=4.0吸附容量最大，为qmax=36.50 μg/g，pH=8.02时q=36.02 μg/g，较最大吸附容量降低1.32%；吸附符合准二级动力学模型，100 min吸附基本达到平衡。以7%NaOH溶液按10︰1再生树脂，吸附—再生循环7次后，q/q0保持在96.48%~97.65%。按照12~20 BV/h流速柱处理103.2~105 BV溶液，树脂柱床被穿透，当处理液在160.6~162.4 BV时，树脂柱床饱和。NaOH消耗5.42元/m3。絮凝沉淀法在动力学和药剂成本方面优势较明显，该研究对含钼地表水深度处理和工艺设计具有指导意义。

摘要：
通过液相还原法制备了岩棉负载纳米零价铝（RW-NZVAl），利用SEM和XRD对材料进行了表征，探究了纳米零价铝负载量、溶液pH、U(Ⅵ)初始浓度、固液比、温度、反应时间等对RW-NZVAl去除溶液中U(Ⅵ)的影响。结果表明，RW-NZVAl对溶液中U(Ⅵ)有很好的去除效果，当岩棉与纳米零价铝质量比为4︰1、溶液pH＝4.0、U(Ⅵ)初始浓度25 mg/L、固液比0.4 g/L、温度25 ℃、反应时间150 min时，RW-NZVAl对溶液中U(Ⅵ)的去除率为93.21％，去除量为58.26 mg/g。